综放工作面瓦斯与冲击矿压综合治理技术研究总结报告[1].docx

7431综放工作面瓦斯与冲击矿压综合治理技术研究总结报告目 录1 矿井概况11.1 矿井开拓开采方式11.2 煤系地层与煤层21.3 矿井煤层储量31.4 通风系统41.5 防灭火系统及注浆51.6 瓦斯情况52 工作面概况及灾害危险性分析72.1 工作面概况72.2 瓦斯灾害研究现状92.3 煤层自燃研究现状112.4 冲击矿压动力研究现状122.5 多巷道，大采深，水旱交接多种灾害交织的研究现状152.6 7431工作面灾害危险性分析163 7431工作面瓦斯灾害及其防治对策183.1 工作面煤层瓦斯赋存及涌出预测分析183.1.1 煤层瓦斯含量183.1.2 掘进工作面瓦斯涌出量预测193.1.3 工作面开采过程中瓦斯涌出量预测223.1.4 煤层突出危险性243.1.5 7431工作面煤巷掘进瓦斯涌出过程分析253.1.6 7431工作面开采过程中瓦斯涌出过程分析273.2 工作面可能存在的瓦斯灾害分析293.3 综放面初采过程中可能出现的异常瓦斯涌出及其防治对策303.3.1 初采过程中异常瓦斯涌出原因分析303.3.2 初采过程中异常瓦斯涌出控制对策343.4 综采放顶煤工作面上隅角局部高瓦斯区域瓦斯防治对策343.4.1 采空区瓦斯抽放方法简述353.4.2 瓦斯抽放系统简介373.4.3 7431工作面采空区瓦斯抽采效果分析423.5 综采放顶煤工作面瓦斯涌出规律及其防治对策443.5.1 综采放顶煤工作面瓦斯涌出规律测定分析443.5.2 综采放顶煤工作面瓦斯涌出防治对策453.6 7339工作面老空区瓦斯冲击涌出的可能性及其防治对策493.6.1 7339工作面老空区瓦斯冲击涌出原因分析493.6.2 7339工作面老空区瓦斯冲击涌出防治对策503.7 深部开采过程中煤与瓦斯突出危险性及其防治对策503.7.1 深部开采过程中煤与瓦斯突出危险性分析503.7.2 深部开采过程中煤与瓦斯突出防治对策514 7431工作面煤炭自然发火及其防治对策534.1 7431工作面自燃的可能性534.1.1 从煤的自燃倾向性分析7431面的煤自燃危险程度534.1.2 从煤的自燃外部条件分析7431面的煤自燃危险程度534.2 综放工作面煤层自然发火分析544.2.1 巷道周围煤体自然环境分析544.2.2 巷道煤体自然危险区域判定634.2.3 采空区遗煤自然环境644.2.4 采空区浮煤自然过程动态数值模拟724.3 煤炭自然发火过程及其标志性气体测定744.3.1 测试目的744.3.2 试样制备744.3.3 实验装置754.3.4 实验步骤764.3.5 实验结果764.3.6 实验结论及建议794.4 7431综放工作面采空区“自燃三带”测定794.4.1 测试目的794.4.2 方案设计794.4.3 敷设管路814.4.4 气样采集814.4.5 采空区煤炭氧化自燃“三带”概述814.4.6 煤炭自燃的氧化发展过程834.4.7 采空区“自燃三带”实测分析844.5 综放面自燃发火预防措施884.5.1 综采放顶煤的防灭火技术884.5.2 孔庄煤矿防灭火措施894.6 7431工作面防止煤炭自燃发火技术方案924.7 7431工作面煤炭自燃倾向性监测934.8 7431工作面收作期间防止煤炭自燃的技术措施945 7431工作面冲击矿压分析及其防治对策965.1 冲击矿压危险性分析965.1.1 冲击矿压影响因素分析965.1.2 冲击矿压危险程度评定1015.2 工作面矿压规律实测及分析1025.2.1 支架承载特征及适应性分析1025.2.2 端面顶板稳定性及影响因素分析1105.3 工作面冲击矿压危险性监测1115.3.1 电磁辐射监测1115.3.2 煤粉量监测1145.4 冲击矿压小结1226 总结与建议1246.1 总结1246.2 建议1261 矿井概况孔庄煤矿地处江苏省沛县和山东省微山县境内，在沛县城北4km处，位于大屯矿区最南端。矿井地理坐标为东经116°5713，北纬34°4155。井田范围东至原刘仙庄断层与枣庄矿务局接壤，西到徐沛铁路，南以21号煤层露头为界，北以7号煤层-1300m水平垂直投影为界与徐庄矿毗邻。井田东西走向长13km，南北宽约3.6km，面积46.km2左右。孔庄煤矿于1977年投产，原设计能力60万t/a。投产后发现西翼煤层火成岩侵入严重，后核定为45万t/a。随着矿井的发展，针对孔庄地质条件现状，公司及矿于1988年开始，对孔庄矿进行了二期工程改扩建，将孔庄矿由旱采改为水、旱并举矿井。设计能力由45万t/a增至105万t/a，同时在地面建立了一座入洗能力105万t/a的选煤厂。二期工程于1992年完毕，1998年首次突破百万吨大关，为部颁高产高效矿井。目前我矿生产能力已达105万t/a。矿井改扩建后设计年生产能力为105万t，2003年核定生产能力为130万t/a，其中水采30万t，旱采100万t。1.1 矿井开拓开采方式孔庄煤矿是座具有27年开采历史的老矿井，1989年矿井改扩建，形成水旱并举的格局。矿井投产初期采煤方法为炮采，木支柱和摩擦支柱支护；1988年采煤工艺改为高档普采，采用外注式单体支护；1996年采煤工艺改为高档放顶煤采煤工艺，采用ZMW网格式滑移支架；2002年采煤工艺改为综放和综采，采用ZF2800-16/26和BY3300-13/33。矿井采用立井多水平开拓方式，开采深度从-150m-1300m；全区共划分为四个开采水平，第一水平标高为-375m，第二水平标高为-620m，第三水平标高为-785m，第四水平标高为-1000m。矿井地质储量大部分在深部为45.155Mt，占总可采量的58.5%。开采深部煤炭，瓦斯灾害防治技术、防治冲击矿压综合技术是实现安全生产的关键。1.2 煤系地层与煤层孔庄矿是开采多煤层的矿井，含煤系属晚古生代石炭二叠纪含煤建造。各含煤地层及含煤性概述如下：井田内含煤地层有太原组、山西组、下石盒子组，含煤20余层。含煤岩系平均总厚度264.67m，含煤累计平均厚度17.8m，含煤系数6.7。其中可采煤层五层，为太原组和山西组的7号煤层、7下煤层、8号煤层、17号及21号煤层。7号、8号煤层为矿井主要可采煤层。1.2.1 7号煤层7号煤层在井田西翼受岩浆岩侵入破坏严重，已失去可采价值。在井田东部，煤层两极厚度2.056.06m，平均煤厚4.56m，煤层普遍发育，煤层厚度总的变化趋势为：沿倾向由浅逐渐向深部增厚，煤层稳定性变好；沿走向东西两侧煤层薄，中部煤层厚。煤层结构简单，仅局部有夹矸存在，夹矸多为泥岩。煤层直接顶板为泥岩、砂质泥岩，局部为细砂岩，底板多为砂质泥岩、泥岩，局部为细砂岩。1.2.2 8号煤层8号煤层位于山西组底部，较发育，上距 7号煤层4.1740.18m，平均20.28m，层间距由东向西之间增大，煤厚0.295.85m，平均3.09m。煤层沉积不连续，可分为三个地段：即4勘探线以西、10-i3线之间及14线以东。煤层在4勘探线以西可采，但有岩浆岩侵入；1013线之间，除靠近冲刷带附近煤层厚度变化较大外，一般都在2.53.5m，由浅部向深部逐渐变薄；在14线以东煤层厚度在1.525.43m，平均煤厚3.56m，厚度较稳定，该段全部可采。该煤层结构简单，有夹矸l2层，大部分分布在中西部，夹矸厚0.143.23m，为泥岩或砂质泥岩，般煤层厚度是上分层大于下分层。煤层顶板多为砂质泥岩或砂泥岩互层，局部地段为砂岩。底板为砂岩、砂质泥岩。1.2.3 17号煤层17号煤层位于太原组中部，上距8号煤层约110m，在整个井田内有分布。煤层的原始沉积稳定，煤厚在0.191.28m，平均0.81m，煤层结构单一，仅有少量钻孔见有一层夹矸，夹矸厚度0.10.64m。夹矸岩性为泥岩，煤层顶板多为泥岩，底板为无名灰岩，个别点为泥岩。由于岩浆岩的侵入破坏，煤大部分被焦化，甚至吞蚀，失去工业价值，17号煤层为一局部可采的不稳定煤层。1.2.4 21号煤层21号煤层是太原组最下一层局部可采煤层，上距17号煤层为38.3864.32m，平均为51.68m；下距L13为1.713.89m，平均为2.55m。沉积层位稳定，在全井田分布，但受岩浆岩侵入破坏严重，使大部分地段的煤层分叉变薄和强烈焦化而失去工业价值。16线以西由于受岩浆岩的侵入，煤层破坏严重，大部分地段的煤层分叉、变薄和强烈焦化而失去工业价值。仅16线以东的煤层进行评价，本区共有48个见煤（焦）点，剔除岩浆岩破坏点及一个断薄点，仅有42个正常见煤点，厚度为0.671.68m，平均1.02m。16线以东的21号煤层为较稳定的可采煤层。煤层含夹矸12层，夹矸厚度有的大于最低可采厚度或大于煤层的上、下分层的厚度，使之出现个别不可采点；下部一层夹矸普遍发育，层位稳定，易于对比，夹矸厚度在0.140.94m，平均0.37m，夹矸岩性多为泥岩。由于岩浆侵入煤层，使煤层增加13层岩浆夹矸。煤层直接顶板为灰岩（l12），底板多为泥岩，少数为砂质泥岩，个别点为细砂岩或炭质泥岩。矿井各煤层都有煤尘爆炸危险。各煤层均为不易自燃或不自燃煤层。1.3 矿井煤层储量截止2002年底孔庄煤矿可采煤层期末能利用储量16022.6万t，可采储量8055.4万t，暂不能利用储量9629万t，可放面储量6041.6万t。2002年末矿井分煤层、分水平储量详见下表： 表1-1 2002年末矿井储量汇总表 单位：万t煤 系煤层水 平能 利 用 储 量可采储量备 注A级A+B级C级D级合计山西组七煤-37554.7921.2409.21330.4717.9其中焦为66.6-620446890.31267.22157.51087.6其中焦为174.6-78574.574.574.547为2采区储量-1000413.51118.234524570.22879.5七下煤-37570.570.5-6208787-1000155.8155.8八煤-37542.9865.4235.91101.3676.1-620213.1563.2895.21458.4856-785162.3162.3162.3102.3为2采区储量-1000315.22365.62680.81689计14074910.38938.413848.78055.4其中焦为241.2太原组17煤-37547.2105.1152.3-620113.4146.6260-100016.8715.6732.421煤-375188.2188.2-620284284-1000557557计177.41996.52173.9合 计14075087.710934.916022.68055.4其中焦为241.21.4 通风系统孔庄矿现行通风系统为边界对角式通风，即主副井进风东南风井回风，双机低速隔总回。矿井等积孔为4.53m2。南风井：主扇型号为G4-73-11NO.25D型离心式风机，有480rpm和580rpm两个转速，现运行480rpm，风机叶片前导器角度为45度，矿井风量为3110m3/min，风机外部漏风率为4.7，主扇静压为168mmH2O，电机功率180kW。主要承担矿井西翼、2采区二个地点供风。东风井：主扇型号G4-73-12NO.28D型离心式风机，有490rpm和580rpm两个转速，现运行490rpm，风机叶片前导器角度为60度，矿井风量为6820m3/min，风机外部漏风率为4.5，主扇静压为150mmH2O，电机功率300kW。主要承担4、5、3三个采区的供风。两风井在井下东三-160总回风巷处，用风门把两风井回风加以隔开。矿井反风为专用反风道反风。2004年矿井反风演习测得，矿井反风率为56.9%，主石门反风率为51.6%。矿井通风系统合理、稳定，各采掘用风地点风量满足要求，没有风速超限、无风、微风巷道。1.5 防灭火系统及注浆经重庆煤研所鉴定，煤炭自燃倾向性分类为三类；煤层为不易自燃。孔庄矿自然发火期为612个月。现井下采取的防灭火措施有采空区的注浆，密闭周检和防灭火预测预报。井下采空区能做到及时封闭，密闭没有欠账。盲巷按规定要求及时封闭。现矿井注浆系统为东风井注浆系统。地面注浆池两个，容积各为24m3，注浆管路为14050m，全为4吋管路，分别注浆4、5采区和2、3采区，主要注粉煤灰和黄土混合物。注浆为该矿的主要防火措施，有专门的井下注浆队伍10人；并能在局部地点实施注凝胶和高分子材料；对采空区密闭及四周巷道进行喷浆。1.6 瓦斯情况孔庄煤矿为低瓦斯矿井，2006年瓦斯鉴定结果为：全矿井相对涌出量为4.11m3/t，2采区为3.4m3/t，3采区为1.93m3/t，4采区为0.88m3/t，东风井东翼为1.78m3/t，东风井西翼为2.82m3/t，南风井东翼为4.11m3/t，南风井西翼为0.2m3/t。矿井安全监测系统为江西煤炭研究所的KJ65安全监控系统；另在采煤面和掘进面还装备了瓦斯报警断电装置，现瓦斯报警断电装置在籍15台，使用9台，主要型号为江西煤研所的CGW型；矿井有瓦斯报警仪在籍430台，使用386台。2 工作面概况及灾害危险性分析2.1 工作面概况7431工作面是孔庄矿第三个综采放顶煤工作面（回采工作面平面布置如图2-1所示），位于7339综放面的下方，从工作面开切眼向外550m范围内工作面周围为实体煤，之外与7339综放面之间留有18m煤柱，在工作面走向450550m之间有落差大于5m的断层带，工作面无法穿过断层带，这样在工作面走向中间将留有一断层煤柱。工作面上风巷标高为-774-798m、下风巷标高为-777.73-862.91m，地面标高为+36.2m。工作面，走向长1234m，倾斜长140m，回采面积190619m2，煤层厚度4.35.0m，平均4.5m。煤层倾角2228°，平均25°；工作面储量115.8万t，可采储量98.4万t，回采率85。该面采用走向长壁采煤、轻型综采放顶煤一次采全高，采空区处理方法为全部垮落法。表2-1与表2-2给出了工作面的相关参数。图2-1 7431工作面平面布置图表2-1 工作面开采范围上部境界7339老塘井下标高-771.987 m-843.505 m下部境界-840等高线采 高（4.35.4）/4.8m东部境界F13断层走向长度820m西部境界辅助上山倾向长度140m地面标高+33.33m+36.2m回采面积126144m2表2-2 煤层特征项 目单 位全 煤 厚开采分层煤层厚度全 煤 厚m4.35.4一次采全高平均煤厚m4.8可采分层数个1煤层倾角°2228/25煤层硬度硬、中、软中硬煤 质煤层灰分%12.4挥 发 分%37.0容 重t/m31.35自 燃 发 火 期月类瓦 斯 等 级低、高低瓦斯煤 尘 爆 炸 指 数%有强爆性含矸率%87431工作面柱状图见图2-2所示。图2-2 7431工作面综合柱状图煤层伪顶为泥岩，厚1.0m，直接顶为深灰色砂质泥岩，厚度1.5m，老顶为粉砂岩和中砂岩，厚8.0m。底板为黑色泥岩。顶底板岩石特征见表2-3。表2-3 顶底板岩石特征顶板、底板岩石类别岩 厚性 质顶板老 顶粉砂岩平均厚度4.2m灰黑色,厚层状，裂隙发育，岩石破碎直接顶泥岩砂质泥岩平均厚度1.8 m平均厚度2.0 m黑色，断口不平坦，含植物化石，局部含砂质灰白色,含植物根部化石底板泥岩平均厚度2.3 m黑色，断口不平坦，含植物化石，局部含砂质工作面内已揭露断层11条，有7条落差大于2m的断层将影响工作面回采，且还可能有小断层存在，本工作面属低瓦斯区，比照高瓦斯管理，煤岩有强爆性，自燃发火期为III类。2.2 瓦斯灾害研究现状煤矿瓦斯突出和瓦斯爆炸是煤矿的重大灾害之一，在我国的煤炭事故中70%以上是瓦斯事故。因此，对瓦斯突出、爆炸的机理、预测及其防治一直煤矿的工作重点。目前，瓦斯突出的机理假说比较多，国外关于煤和瓦斯突出机理的认识如下几种观点：地应力假说；瓦斯作用假说；化学本质假说；综合作用假说(能量假说，应力分布不均匀假说)。我国从60年代起就对突出煤层的应力状态、瓦斯赋存状态、煤的物理力学性能等开展了研究，根据现场资料和试验研究对突出机理进行了探讨，提出了新的见解和观点，概括起来主要有以下几方面：中心扩张学说；流变假说；二相流体假说；固流耦合失稳假说；球壳失稳假说。这些假说都在一定程度上解释了瓦斯突出的机理，对瓦斯突出的预测和防治提供了依据。瓦斯突出的预测的方法很多，主要分为两大类，一类是静态(不连续)预测，包括D，K综合指标法；R指标法；钻孔瓦斯涌出初速度q法和钻屑瓦斯解吸指标(h2)法；钻屑量法和钻屑倍率法和钻屑综合指标法。另一类是动态(连续)预测，该类方法主要有如下几种：声发射技术；瓦斯涌出动态指标；电磁辐射监测技术；目前国内外主要有：钻孔法，电磁辐射法，声发射法。其未来突出预测的发展趋势是，利用声发射技术连续监测技术对变形破裂剧烈区进行定位，利用电磁辐射监测技术对工作面非接触连续预测，再结合现有的环境监测系统监测的瓦斯涌出动态对煤与瓦斯突出现象进行准确预测。瓦斯突出应采用“突出危险预测实施防突措施措施效果检验安全防护措施”四位一体得综合防治措施。其具体措施有：浅空爆破措施或多段放炮法，注水法；卸压槽和深孔控制卸压爆破措施；扩大通风断面提高工作面的配风量；顶板走向钻孔抽放瓦斯和底板穿层钻孔预抽瓦斯。矿井瓦斯爆炸是煤矿特有的及其严重的一种灾害，不仅能造成大量人员伤亡，而且会严重摧毁井下设施，中断生产，瓦斯爆炸给人民生命和国家财产带来极大的损失。因此，研究和采用先进的瓦斯爆炸防治技术对煤矿安全有十分重要的意义。通过对大量的现场观测和试验研究，瓦斯爆炸是由于瓦斯与空气中的氧气、水等发生链式化学反应而造成的，在低温和高温的化学反应约有不同，但是，反应过程中，瓦斯浓度，空气的氧浓度以及温度，湿度是制约瓦斯爆炸的主要因素，尤其是瓦斯的浓度和空气中氧的浓度。因此在预防瓦斯爆炸最重要的是就是动态监测，对瓦斯浓度的监测，对温度的监测，当发现异常时，做出及时的调整，其监测的仪器目前主要有平顶山矿务局的JCB-C68A瓦斯便携仪，俄罗斯的SGM-1的瓦斯报警灯，平顶山矿务局和重庆煤科院研制的KDJ矿井瓦斯报警灯。预防瓦斯爆炸的措施主要包括三个方面：防止瓦斯积存与超限（瓦斯浓度超过规程规定限值）；防止引燃火源；防止瓦斯爆炸事故扩大的措施。具体措施有：加强通风；严格瓦斯管理，加强瓦斯检查；煤层注水法等。2.3 煤层自燃研究现状煤层自燃而引发的矿井火灾是煤矿的主要灾害之一，它不仅对人体和机械设备造成危害，而且还会引发瓦斯、煤尘和火灾所产生的气体爆炸等矿井灾害，此外，煤层自燃还会直接烧掉大量的煤炭资源。为此，广大的科研技术人员对火灾作了大量的研究，提出了一些煤层自燃的机理、预测预报和防治理论和方法，对煤层自燃的防治起到了积极的作用。对煤层自燃的机理，人们从17世纪就开始进行探索，提出了多种学说，其中影响较大的有黄铁矿作用学说、细菌作用学说、酚基作用学说和煤氧复合学说等。其中煤氧复合学说得到人们的普遍赞同，该学说认为煤炭自燃是由于煤与空气中的氧结合发生物理化学反应、放出热量而引起的。在自燃的发展过程中，煤与氧所发生的氧化反应是分子的基链反应，即每一个参加反应的团粒或者说在链上的原子团首先产生一个或多个新的活化团粒，再引起相邻团粒活化并参加反应。在低温条件下，这个反应过程要持续一段时间，低温氧化过程的持续发展是反应过程的自身加速作用增大，若反应生成的热量不能及时散发掉，就会引起自热并最终导致自燃。根据该学说，煤炭自燃的关键是在低温下的氧化放热特性。这一特性是和煤的化学结构、物理性质以及煤炭成分等有关的。煤的自然发火，由于井下地质条件及采空区等处特殊条件的限制，迄今，各种探测原理的仪器均难以准确、快速的确定这种隐蔽火源的位置和范围，也就难以采取灭火措施，目前，根据检测原理，大致分为几类方法:温度探测法，如世界各国通用的直接测温法、热辐射测温法等。气体探测法，如俄罗斯及我国山西矿院研究的测氧法、测co/HZ比值法等。磁力探测法，如我国陕西煤田地勘公司用美国G856A型磁力仪在陕北煤田探测露头火，测定露头火向下延烧范围。数理解算法，如原苏联及中国矿大、阜新矿院等曾探测采空区周边气体成份及温度变化，利用采场空气流场规律，进行数学推算，得到采空区各处温度分布，从而确定高温点位置。电磁波探测法，如西德、法国、原苏联都作过这方面的研究。电阻法即以电极探测火源高温引起煤层顶、底板岩层电阻值变化，确定火源位置。目前煤矿常用的灭火技术主要有：水灭火技术、注氮灭火技术、均压防灭火技术、灌浆防灭火技术、阻化剂灭火技术、惰气泡沫防灭火技术、雾化阻化剂防灭火技术、粉状惰化阻化剂防灭火技术、凝胶防灭火技术等。2.4 冲击矿压动力研究现状冲击矿压自1738年在英国的南史塔福煤田的莱比锡煤矿报道以来，广大的采矿工作者对冲击矿压的研究就从来没有停止过。迄今为止，人们对冲击矿压的研究基本遵循一条研究路线：从观察、记录、和分析冲击矿压发生的现象、规模和显现的特征入手，遵循从实践到理论，反过来用理论指导实践，并在新的实践基础上进一步发展和完善这一理论。就研究内容而言主要是冲击矿压的机理和冲击矿压预防和控制研究。其中最主要的研究内容是冲击矿压机理的研究，它是冲击矿压预防和控制研究的理论基础。冲击矿压发生机理十分复杂。各国学者在对冲击矿压现场调查及实验室研究的基础上，从不同角度相继提出了一系列的重要理论，如强度理论、刚度理论、能量理论、冲击倾向理论、三准则和变形系统失稳理论等。2.4.1 强度理论早期的强度理论着眼于岩体的破坏原因，认为地下井巷和采场周围产生应力集中当应力集中程度达到煤岩体的强度极限时就发生冲击矿压。近代的强度理论主要考虑“岩体围岩”系统复杂受力状态的极限平衡条件，并注重对实测资料的定量分析。近代强度理论的破坏准则最具有代表性的时Hock和Brown于1980年提出的经验型的强度准则：式中1最大主应力，MPa； 3最小主应力，MPa； c完整岩石材料的单轴抗压强度，MPa； m常数，取决于岩石性质和承受破坏应力前岩石已经破坏的强度。2.4.2 刚度理论刚度理论是Cook和Hodgei于20世纪60年代中期根据刚性试验机理论得到。刚度理论认为矿山结构刚度的刚度大于矿山负荷的刚度是产生冲击矿压的必要条件。80年代佩图霍夫认为，冲击矿压是因为那里的煤（岩）体破坏时实现了柔性加载条件，并且明确认为矿山结构的刚度是峰值后的载荷变形曲线下降段的刚度。其冲击矿压发生的判断准则为：k+>0式中：k围岩刚度；煤柱屈服后的刚度2.4.3 能量理论能量理论是Cook根据冲击矿压发生时产生的地震，破坏和抛出岩石等动力现象需要大量的能量的事实，提出了矿体围岩系统在其力学平衡状态破坏时，释放的能量大于消耗的能量时，即产生冲击矿压，并且认为这种释放的剩余能量就是产生冲击矿压的能量，其中一部分能量是从围岩而不是矿体发源的。Brauner在此基础上，考虑到时间因素，提出了从发生冲击矿压的判据：式中 WE围岩储存的能量； 围岩的能量释放有效系数； Ws矿体储存的能量； 矿体的能量释放有效系数； WD消耗于矿体与围岩交界处和矿体破坏阻力的能量。2.4.4 冲击倾向性理论冲击矿压的发生不仅与外部条件有关，而且还与煤岩的物理性质有关，这种决定其产生冲击矿压的能力的物理性质是煤岩体固有的属性，称为煤（岩）体的冲击倾向。冲击倾向理论是波兰和前苏联学者提出的，我国学者在这方面做出了大量的工作，目前判别冲击倾向的指标主要有弹性能指数WET，冲击矿压有效能量释放率，冲击能指数KE，破坏时间指标Dt以及煤岩体的脆性系数K。据此给出的产生冲击矿压的冲击倾向条件或判断依据是：煤岩介质的实际冲击倾向度大于所规定的极限值。2.4.5 稳定性理论稳定性理论用于冲击矿压问题最早可追溯到20世纪60年代中期的NevilleCook的研究。稳定性理论认为，煤岩体达到强度仅标志煤岩破坏的开始，进入极限强度后变形的过程视为破坏过程，此时，煤岩体裂纹不断扩展，按照断裂力学的观点，裂纹失稳扩展需要满足两个条件：煤岩体应力超过其极限强度和裂纹扩展的能量释放率大于其能量的消耗率。通常采用普通的平衡状态失稳的能量准则，作为煤岩体变形系统平衡状态稳定性准则。即认为系统具有的总势能有极值，且是极小值时，则系统的平衡状态是稳定的，否则为非稳定的，受到扰动将发生失稳。当系统失稳所释放的能量远大于消耗的能量时，才能有多余能量转化为抛出煤块的动能和地震能，而发生冲击矿压。要防治冲击矿压的发生，首先要对可能发生的冲击矿压危险进行评定，确定发生冲击矿压的危险等级并进行预测预报。目前对于冲击矿压危险性评价，预测预报主要采用采矿方法，包括根据采矿地质条件和开采条件确定冲击矿压危险的综合指数法确，数值模拟分析法，钻屑法，煤岩层冲击矿压倾向性分类法等；采矿地球物理方法，包括微震法，声发射法，电磁辐射法，振动法，重力法等。通过采用上述冲击矿压危险性评价及预测预报方法，可以达到准确预报冲击矿压可能发生的地点和位置，较准确地确定冲击矿压发生强度和震动释放能量的大小。而对于冲击矿压的治理措施，主要从战略性的防御和主动解危两个方面进行。战略性和防御性措施主要有开采解放层，在进行开采设计时，选择合适的开采顺序，开采方法和采煤工艺，力争消除形成冲击矿压发生的因素。冲击矿压的主动解危措施主要有卸压爆破，煤层注水，钻孔卸压，定向裂缝法等方法等。从研究情况看，冲击矿压虽然是煤矿的严重自然灾害，但若做好研究、预测和防治工作，是可以避免事故的发生的。2.5 多巷道，大采深，水旱交接多种灾害交织的研究现状随着煤矿采深的加深，采矿工程面临的问题更加复杂，由此产生的工程灾害事故更为严重。理论和实际表明，随着采深的加大，煤矿冲击矿压的强度，频率，瓦斯突出，瓦斯爆炸，煤层自燃等矿井灾害危险性加大，并且，往往这些灾害交织在一起，给矿井的预防带来了极大的困难，为此，很多科研人员对此花费了大量的时间，提出了一些理论和方法，对多种灾害的预防有着积极的意义。多种灾害交织的综合评判一直是广大科研人员研究的热点，目前国内外在评估的理论、方法及应用等方面做了大量的研究工作，有的已形成了较为完善的评估程序和评估方法，并用法规形式确定了评估在决策过程中的地位和作用。 国内外在项目尤其是科研项目评估方面采用的方法很多，但就评估而言并没有通用的方法库，评估者在评估的实践中，往往是根据不同的目的、对象确定不同的方法。通常比较常用的方法主要包括同行评议法、层次分析法、加权优序法、效用函数法、相关分析法、综合评价法及模糊综合评价法等。由于多种灾害的评估是一种跨学科、跨层次的综合性工作，它既要求社会科学、经济学与自然科学的综合，又要求决策层、执行层与研究层的结合。因此，一些很好的评估方法很难在煤矿多种灾害发挥应有的作用，目前在煤矿的多种灾害当中用得比较广泛的有模糊分形、分维法，灰色系统理论，模糊神经网络等方法。由于煤矿灾害众多，因此，根据交织的灾害不同，其防治的措施不同，就多巷道，大采深，水旱交接条件下，煤矿冲击矿压，瓦斯突出、爆炸，煤层自燃等多种灾害交织在一起几乎还没有人研究，因此，对这种条件下的煤矿冲击矿压，瓦斯突出、爆炸，煤层自燃的预测综合评判和防治措施对煤矿的安全生产有着积极的意义。2.6 7431工作面灾害危险性分析7431工作面相邻的7339工作面初采期间，由于老顶大面积来压造成采空区瓦斯瞬时大量涌出，工作面回风流中瓦斯浓度达3%，上隅角瓦斯浓度高达8%，持续时间为1h。在7339工作面回风巷与7337工作面采空区交界处的7#密闭附近发生过煤炭自燃，并在靠近7339工作面回风巷侧出现明火。7431工作面开采深度大（达899m）、瓦斯压力大于1.5MPa、瓦斯涌出量大，工作面地质条件复杂，有多处断层沿工作面倾斜方向分布或在工作面尖灭，有些断层落差较大，工作面搬家后将留下断层煤柱。此外，沿工作面走向既有实体煤柱区又有采空区煤柱区，且煤柱宽度18m处在7339和7431两个工作面采动的集中应力带内。由于开采条件的复杂性，在7431工作面开采过程中具有形成冲击矿压的危险性、瓦斯异常涌出的危险性、上隅角瓦斯超限、采空区及煤柱隔离带破碎煤体自燃发火的危险性。通过本项目的研究将获得7#煤层瓦斯参数及对综采放顶煤工作面安全生产的影响，综采放顶煤工作面初采过程中可能出现的异常瓦斯涌出及其防治对策、深部开采过程中煤与瓦斯突出危险性及其防治对策，综采放顶煤工作面瓦斯涌出规律及其防治对策，7339工作面老空区瓦斯冲击涌出的可能性及其防治对策，综采放顶煤工作面煤炭自燃防治对策，7339与7431工作面之间煤柱隔离带破碎煤体自然发火及其防治对策，深部高温自然发火危险工作面合理通风量，井下移动抽放系统及其在7431工作面应用的可能性，7339与7431工作面之间煤柱应力分布、冲击矿压危险性及其防治对策，深部开采过程中回采工作面冲击矿压危险性及其防治，深部开采过程中回采工作面矿压显现规律及合理工作阻力确定，初次来压过程中冲击矿压危险性及其防治对策，断层带附近冲击矿压危险性及其防治对策，最终实现深部复杂条件综采放顶煤工作面的安全生产。这些成果对孔庄矿的深部开采具有重要的指导意义。上海大屯能源股份有限公司所属煤矿逐步转入深水平开采，随着开采深度的增加，煤与瓦斯突出问题越来越严重。因此开展好本项目的研究工作，对保证集团公司的安全生产，提高煤矿开采的技术经济效益，具有十分重要的现实意义。3 7431工作面瓦斯灾害及其防治对策3.1 工作面煤层瓦斯赋存及涌出预测分析3.1.1 煤层瓦斯含量 煤的瓦斯含量是指单位重量煤体中所含的瓦斯量(m3/t),它分为游离瓦斯含量和吸附瓦斯含量。其计算式为：式中：单位重量煤的孔隙容积，m3/t； 煤层瓦斯压力，MPa； 标准状态下的绝对温度()和压力(MPa)； 瓦斯压缩系数； 煤的极限瓦斯吸附量，m3/t； 吸附常数，MPa-1； 实验室测定煤吸附常数时的实验温度，； 煤层温度，； 煤的灰分和水分，%。 表3-1给出了不同地点7#煤层和8#煤层瓦斯吸附实验结果，图3-1为7#煤层瓦斯含量随煤层瓦斯压力的变化，图3-2给出了煤层瓦斯压力随开采深度的变化。由上述结果可知，7431工作面开采7#煤层距地表垂深为770899m，平均垂深按850m计算，煤层瓦斯压力达到1.7MPa，煤层瓦斯含量为6.00m3/t。由于距7#煤层底板下方8.2m的8#煤层无实际瓦斯压力测定结果，故在工作面瓦斯涌出预测时，8#煤层的瓦斯压力取与7#煤层相同的数据，8#煤层的瓦斯含量为6.00m3/t。表3-1 煤层瓦斯吸附实验结果取样地点吸附常数a/m3/t吸附常数b/MPa-1灰份A /%水份W /%-785m8煤层16.530.59827.962.26-785m7煤层17.240.5299.672.647337溜煤上山19.800.44317.372.457335回5顺槽25.320.3816.982.40图3-1 7#煤层瓦斯含量随瓦斯压力的变化（-785m实验结果）图3-2 7#煤层瓦斯压力随开采深度的变化3.1.2 掘进工作面瓦斯涌出量预测3.1.2.1 巷道煤壁瓦斯涌出量计算根据孔庄矿综放7338工作面的掘进工作面巷道煤壁瓦斯涌出量的参数考察，得出了孔庄矿掘进工作面瓦斯涌出的预测公式如下：式中:在掘进速度为v，巷道长度为时的煤壁瓦斯涌出量，m3/min。为掘进巷道长度，m; 为日平均掘进速度，m/d;q0m初始（相当于t=0时）煤壁瓦斯涌出系数，（m3/min.m），取0.0059； 线性常数，取0.701。由上式可以得出不同掘进速度下，不同巷道长度的煤壁瓦斯涌出量，见表3-2。表3-2 不同长度巷道长度的煤壁瓦斯涌出量 计算表 单位：m3/min 速度(v)长度(L)510152025301000.14850.20960.25160.28350.30900.33022000.20350.29700.36510.41930.46450.50323000.24180.35840.44550.51640.57660.62894000.27210.40710.50960.59400.66650.73015000.29750.44800.56360.65960.74250.8160